堅硬頂板爆破預(yù)裂及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究

摘 要：堅硬頂板是引起煤礦沖擊地壓與采空區(qū)瓦斯異常涌出的主要致災(zāi)因素。文章以寬溝煤礦I010203綜放工作面為工程背景，采用超前預(yù)裂爆破處理堅硬頂板，并對爆破參數(shù)優(yōu)選。同時、利用理論計算及數(shù)值模擬的方法，計算出未采取頂板預(yù)裂措施時，頂板周期來壓步距。為驗證頂板預(yù)裂效果，結(jié)合礦壓在線監(jiān)測及現(xiàn)場實際，分析礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。通過頂板爆破預(yù)裂措施的采取，防止了頂板大面積懸頂，改善了堅硬頂板條件下沖擊地壓與瓦斯異常涌出對工作面威脅，確保了工作面的安全回采。

關(guān)鍵詞：堅硬頂板;爆破預(yù)裂;礦壓顯現(xiàn)

引 言

堅硬頂板是引起煤礦頂板大面積來壓、采空區(qū)瓦斯異常涌出及沖擊地壓災(zāi)害的主要致災(zāi)因素。對于厚硬砂巖的高瓦斯煤層，由于頂板堅硬，強度高，在采空區(qū)上方不能形成冒落帶和裂隙帶，鉆孔法抽采采空區(qū)裂隙帶瓦斯很難實現(xiàn)。并且，隨著工作面的推進(jìn)，堅硬頂板不易垮落，懸露面積變大，在采空區(qū)內(nèi)將積聚大量瓦斯，易造成上隅角瓦斯超限，加之不穩(wěn)定的懸頂狀態(tài)，一旦垮塌，大量瓦斯涌向采場。給安全生產(chǎn)帶來很大威脅。同時、堅硬頂板條件下，若煤、巖層具有沖擊傾向性，堅硬頂板大面積懸頂，易造成沖擊地壓的發(fā)生。因此，解決堅硬頂板條件下綜放面安全開采的切入點在于如何使堅硬難以冒落的頂板轉(zhuǎn)化為可垮落頂板，使采動裂隙盡早溝通高位鉆孔，并且減小因大面積懸頂造成工作面前方應(yīng)力集中[1]。

目前處理堅硬頂板的方法有：步距式深孔爆破、循環(huán)式淺孔爆破、地面深孔爆破、注水弱化等。其中：循環(huán)式淺孔爆破及步距式深孔爆破，存在嚴(yán)重安全隱患，《煤礦安全規(guī)程》已嚴(yán)令禁止;地面深孔爆破工程量大、成本高、難成孔;注水弱化不適用于砂巖頂板。工作面切眼貫通后，深孔預(yù)裂爆破在開切眼完成后進(jìn)行施工，爆破致裂改善了煤層透氣性的同時弱化了頂板，釋放頂板內(nèi)部的能量，使堅硬頂板及時垮落、在工作面回釆之前實施，不影響工作面正常生產(chǎn)[2]。本文以寬溝煤礦I010203為試驗工作面，采用頂板預(yù)裂弱化頂板，瓦斯異常涌出得到合理管控，無微震大能量事件發(fā)生，確保該工作面安全回采，

一、工程背景

寬溝煤礦屬高瓦斯礦井，編號自下而上依次為B0、B1、B2、B3、B41、B41下、B42煤層，目前主采B2煤層。I010203綜采放頂煤工作面位于一采區(qū)西翼B2煤層中，同一煤層下行15m為I010201采空區(qū)。I010203工作面布置4條巷道，上、下順槽、工藝巷及開切巷。工作面采用U型通風(fēng)方式，下順槽、工藝巷道進(jìn)風(fēng)，上順槽回風(fēng)。工作面可采走向長1469m，傾向長192m，煤層厚度11m，煤層傾角13°，工作面上覆19.6m堅硬砂巖頂板。工作面采用綜采放頂煤采煤法，其中機(jī)采高度為3.2m，放頂煤高度為6.3m。工作面采用走向長壁后退式綜采放頂煤采煤法，全部陷落法管理頂板。

二、頂板預(yù)裂參數(shù)選擇及施工方案

2.1 頂板處理高度確定

I010203工作面采高按平均為Hc=11m，設(shè)頂板崩落厚度為Hx，巖石碎脹系數(shù)為=1.4，為保證冒落頂板能完全充填采空區(qū)，使如下公式成立：

根據(jù)寬溝煤礦地質(zhì)條件，B2煤層上部33m處為B3煤層，依據(jù)頂板處理高度的計算，為留有一定的富余系數(shù)，初步暫定I010203工作面頂板巖層處理范圍沿工作面頂板至上方27m的垂直高度。

2.2 爆破參數(shù)的確定

炮孔直徑：采用深孔爆破弱化頂板，一般炮孔直徑在70mm～100mm。當(dāng)炮孔直徑較小時，裝藥比較困難，而且爆破影響范圍與炮孔爆破直徑成正比關(guān)系，炮孔孔徑小，爆破效果較差，但當(dāng)炮孔直徑太大時，封泥困難，會影響爆破效果。因此，深孔爆破弱化頂板炮孔直經(jīng)不能太大也不能太小，借鑒B2煤層相鄰工作面回采期間經(jīng)驗，炮孔直徑定為Φ94mm。

2.3 組內(nèi)炮孔間距：

炸藥爆炸后，從爆源向外依次形成壓碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動區(qū)。計算爆破作用下產(chǎn)生的裂隙區(qū)范圍，可以確定合理的炮孔間距。由于爆破是在無自由面情況下進(jìn)行的，不耦合裝藥時，按爆炸應(yīng)力波計算卸壓爆破的裂隙區(qū)范圍。不耦合裝藥爆破，作用于孔壁上的徑向應(yīng)力峰值，即初始沖擊壓力為：

式中：、—分別為炸藥密度和爆速：=1.27×103kg/m3，根據(jù)三級煤礦許用乳化炸藥性能指標(biāo)及規(guī)格，爆速≥2.8×103 m/s，根據(jù)經(jīng)驗值爆速取值D=4400m/s;、—分別為炸藥和炮孔直徑，為Φ90mm和Φ94mm;n—爆生氣體碰撞巖壁時產(chǎn)生的應(yīng)力增大倍數(shù)，n=8～12，取12。

式中：巖石的泊松比0.25，抗拉強度，三號乳化炸藥密度=1.27g/cm3，衰減指數(shù)a=1.5。說明在炮眼直徑為Φ94mm，藥卷直徑在Φ90mm的情況下，炸藥爆炸后形成的裂隙區(qū)半徑為3623mm，直徑為7246mm。則組內(nèi)炮眼間距取7000～7500mm。

根據(jù)上述頂板的力學(xué)參數(shù)和3號乳化炸藥性能參數(shù)，計算結(jié)果為裂隙區(qū)直徑大于7500mm。因此，在保證足夠安全的情況下，同時使工作面頂板產(chǎn)生預(yù)裂，達(dá)到頂板無法出現(xiàn)應(yīng)力集中的前提下，因此此次組炮間距定為10000mm。

③炮孔深度

炮孔深度主要由頂板的厚度、工作面長度、煤層傾角、孔底距離、孔口距離確定，確定方法是根據(jù)這些參數(shù)用做圖法進(jìn)行確定。而炮孔深度不能太深，如炮孔太長在裝藥中會增加很大的困難，且容易出現(xiàn)“卡孔”現(xiàn)象。

④封孔長度

柱狀藥包爆破時，煤巖體抗爆能力隨炮孔深度增加而增加，而炸藥爆煤巖能力與封孔長度和煤巖體抗爆強度有關(guān)。若封孔長度過短，抗爆能力降低，在爆炸時會產(chǎn)生拋擲漏斗影響爆破效果，特別是將破壞順槽的穩(wěn)定與支護(hù)。如果封孔長度大于其臨界長度，使爆煤巖能力小于抗爆能力，爆炸時封孔段煤巖體不能形成裂隙，同樣影響爆破效果。因此，合理的封孔長度，既要保證封孔段煤巖體松動預(yù)裂，同時又不能產(chǎn)生拋擲漏斗。

根據(jù)一般情況考慮，深孔爆破時封孔長度應(yīng)為孔深的25～30%，但考慮到爆破點距煤層頂板較近，容易造成架前漏頂事故，根據(jù)經(jīng)驗爆破點應(yīng)控制在煤層頂板上方4m以上。

2.4 頂板預(yù)裂方案設(shè)計

為確保工作面在正常回采期間滿足頂板隨采隨冒，避免尾巷超長導(dǎo)致懸頂及時的釋放頂板彈性能，因此對工作面工作面及上下端頭頂板進(jìn)行超前預(yù)裂爆破。根據(jù)I010203工作面巷道布局情況，在上順槽、工藝巷、下順槽施工頂板預(yù)裂孔進(jìn)行頂板預(yù)裂。其中：上順槽每組施工兩個鉆孔，孔深25m步距5m;工藝巷每組施工四個鉆孔，每組間距10m，炮眼布置垂直于巷道中心線，下順槽每組施工三個鉆孔，孔深分別為38m、34m、34m。鉆孔采用黃土和水泥錨固劑聯(lián)合封孔。同組炮孔必須在全部施工完畢后再進(jìn)行起爆，采用孔內(nèi)并聯(lián)孔外串聯(lián)的爆破方式一次爆破。隨工作面推進(jìn)循環(huán)實施鉆眼放炮工作。端頭孔需超前工作面100m完成施工，并超前工作面50m完成爆破。

三、頂板預(yù)裂前后礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

3.1 未采取頂板預(yù)裂措施礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

工作面回采初期可將頂板視為一端由工作面煤壁、另一由邊界煤柱支撐的固定梁。隨著工作面回采，初次來壓后、巖梁變成一端支承在工作面煤壁上、另一端懸露在采空區(qū)的懸臂梁。根據(jù)固定梁及懸臂梁理論推導(dǎo)計算如下式，固定梁及懸臂梁斷裂時的極限跨距為[3][4]：

式中：h——老頂?shù)谝环謱雍穸龋?9.6m;RT——極限抗拉強度，取7.11MPa; q——根據(jù)組合梁原理計算的均布載荷，q = 1.23MPa。

根據(jù)計算得老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?6.64m。老頂?shù)闹芷趤韷翰骄酁?3m。

為進(jìn)一步研究堅硬頂板未采取爆破預(yù)裂情況下頂板垮落規(guī)律，本文利用UDEC數(shù)值模擬軟件，模擬堅硬頂板條件下工作面回采區(qū)域頂板垮落情況。本數(shù)值模擬將在結(jié)合現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)和理論分析的基礎(chǔ)上，以機(jī)采高度為3.2m，放煤高度6.3 m的I010203綜采放頂煤工作面為背景，模型走向長度350m，垂直高度109m，模擬采深為 450m。模型邊界條件：模型底部邊界固支，左右邊界水平方向簡支，上部邊界為自由邊界，整個模型考慮垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力。原始模型如圖 2，圖3所示。

在模型達(dá)到初始的應(yīng)力平衡后，將模型中所有單元的位移重設(shè)為0，然后進(jìn)行B2煤層開挖。B2煤層開采方法為一次采全高，自左側(cè) 50 m 向右開挖，開挖步距為5m～20m，開挖 160m 結(jié)束，采用全部垮落法控制頂板。

圖4～圖7是工作面分別開挖20m，60m，100m、140m老頂垮落及下沉情況，。當(dāng)工作面推進(jìn)20m時，老頂強度較大未出現(xiàn)明顯裂隙和下沉，隨著工作面的推進(jìn)，煤層直接頂開始垮落，老頂出現(xiàn)裂隙并開始彎曲下沉，當(dāng)工作面推進(jìn)60m時，老頂垮落，工作面初次來壓逐漸將采空區(qū)中部肝石壓實，形成承載結(jié)構(gòu)，上覆軟弱流動層也隨老頂垮落一起下沉。工作面初次來壓后，頂板由固定梁結(jié)構(gòu)變?yōu)閼冶哿航Y(jié)構(gòu)，隨著工作面推進(jìn)，頂板出現(xiàn)周期性垮落，模型中頂板周期性垮落步距為40m，模型計算基本和理論計算一致。

3.2 頂板預(yù)裂后礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

I010203工作面從2018年開始回采，并在面前100m范圍內(nèi)施工了頂板預(yù)裂孔，同時確保超前50m的預(yù)裂范圍。為摸清頂板預(yù)裂后礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，檢驗頂板預(yù)裂效果。利用支架在線觀測系統(tǒng)對支架工作阻力進(jìn)行觀測，觀測從2018年3月3日至2018年3月27日，分別從工作面上、中、下部選擇100#支架、60#支架、20#支架作為觀測對象，工作面在此期間共推進(jìn)69.6m，基本上清楚了該綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，能夠掌握采場周期來壓步距基本情況，通過比較支架的實測循環(huán)阻力與各循環(huán)阻力平均值和其標(biāo)準(zhǔn)差之和的大小來作為判斷頂板來壓的依據(jù)。

由實測數(shù)據(jù)表明，I010202綜采面周期來壓現(xiàn)象較明顯，采面周期來壓步距5.6～ 34.4m，平均 15.48m。來壓動載系數(shù)在采面上部、中部和下部區(qū)域。由此可見，I010202綜放面中部區(qū)域頂板活動劇烈，而上、下部區(qū)域相對較緩和。

四、結(jié)論

1、堅硬頂板是引起工作面沖擊地壓及瓦斯異常涌出的主要致災(zāi)因素，采用頂板預(yù)裂措施，改變大面積懸頂，緩解沖擊地壓及瓦斯異常涌出對工作面的威脅，確保工作面安全開采。

2、通過理論計算及工程類比的方法，對炮孔直徑、深度、炮孔間距等頂板預(yù)裂參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化，并確定了頂板預(yù)裂實施方案。為頂板預(yù)裂工程實施提供了可靠依據(jù)。

3、通過理論計算及數(shù)值模擬計算的方法，計算出I010203工作面未采取頂板預(yù)裂措施時，周期來壓步距為40m。為檢驗頂板預(yù)裂效果，利用礦壓在線監(jiān)測并結(jié)合現(xiàn)場實際，分析了采取頂板預(yù)裂措施后，周期來壓步距平均15.49m。表明頂板預(yù)裂措施對處理堅硬頂板的有效性。

參考文獻(xiàn)

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作者簡介：馬智勇（1981-），河南林州人，工程師，主要從事沖擊地壓與瓦斯復(fù)合災(zāi)害研究。